巷道掘进工艺（共12篇）
巷道掘进工艺 篇1
1、地质条件
哈拉沟煤矿1-2上煤层属中厚煤层，煤层厚度为1.78～2.53米，直接顶为粉砂岩，灰色，水平层理，泥质胶结，中间夹薄层细砂岩；直接顶上部为细砂岩，灰白色，水平层里；砂质泥岩，灰褐色，泥质胶结；老顶为中粒砂岩，灰白色，成分以石英长石为主，泥质胶结，次棱角状；底板为炭质泥岩，深灰色，水平层理，泥质胶结。
1-2上煤层在掘进范围内起伏较小，总体呈南东高，北西低趋势，倾角小于1度。煤层裂隙发育，顶板破碎易冒落；松散层厚度为5～4 0 m，上覆基岩厚度为20～71.75m。
2、施工方法及施工设备
采用连续采煤机、梭车、锚杆机、破碎机、胶带运输机等成套连采设备施工。具体施工如下：
选用一台JOY-14CM15-11B型连续采煤机来完成割煤和装煤工序，一台JOY-10SC32-48AB-5型梭车将连续采煤机采出的煤转运至破碎机，选用一台GP-460/150型给料破碎机完成煤的破碎与转载工作，破碎机运出的煤通过DSP-1080胶带输送机运出。用一台ARO-4Y00-1224-W A型四臂型锚杆机完成锚杆的打眼和安装工作，采用循环掘进、支护工艺进行施工。选用一台DBT-UN-488型铲车来完成破碎机后面的材料、设备的运送、搬移以及巷道的浮煤清理工作，从而形成连续采煤机掘进工作面割煤、装煤、运煤、支护、材料设备搬运等工序全部机械化连续作业的施工方法。
工作面设备布置如图1。
3、掘进施工工艺
3.1 落煤工序及连续采煤机截割方式
选用JOY-14CM15-11B型连续采煤机完成落煤工序。巷道沿煤层底板掘进，为了充分发挥设备的效率，提高单进水平，根据哈拉沟煤矿的地质特征及巷道顶板岩性，在直接顶完整、煤体裂隙不发育、地质构造简单、顶板整体良好的条件下循环进尺为6 m。
3.1.1 切槽
连续采煤机主要功能是割煤和装煤。在每次掘进巷道前，司机将煤机调整到巷道前进方向的左侧，并以地测部门所放激光线确定位置，开始向正前方煤壁逐步切割，直至截入深度达6 m（一个循环），这一工序称为切槽。
3.1.2 采垛
完成切槽，然后退出煤机，调整煤机到巷道右侧，仍以激光线确定位置，开始向前割煤，这一工序称为采垛。
连续采煤机切槽、采垛工序如图2。
3.1.3 截割循环
无论是切槽工序还是采垛工序，连续采煤机截割时，首先将采煤机截割头调整至巷道顶板，即升刀；扫去上一刀预留的2 0 0 m m左右煤皮，即扫顶；将截割头降低2 0 0 m m左右向前切入煤体6 3 0 m m左右，即进刀；调整截割头向下截割煤体，直至巷道底板，即割煤；割完底煤，使巷道底板平整，并装完余煤，即拉底；将煤机截割头调整至巷道顶板接着进行下一个循环。采煤机完成从顶板到底板再到顶板这一过程就称一个截割循环。每一个截割循环工作面向前推进约630mm左右，这种截割循环反复进行，直到掘完一个循环（6 m），连续采煤机退出，锚杆机进入支护。
3.1.4 截割要求
为确保设备、人身安全，提高掘进速度，截割时沿煤层走向掘进，严禁破底、露顶。连续采煤机就是以切槽和采垛工序来完成巷道的掘进，每次掘进进尺为6 m。严格按循环进度掘进，严禁超循环作业。
连续采煤机截割方式及截割循环如图3。
3.2 装煤工序及具体要求
连续采煤机实现自行装煤。煤机上装有收集头机构和刮板运输机，连续采煤机截割时，煤落入收集头铲板上，铲板上的耙爪连续运转，将煤装入刮板运输机内，刮板运输机将煤转运到后面的梭车车斗内。
3.3 运煤工序及具体要求
工作面运煤由梭车来完成。梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将煤机割下的煤运至给料破碎机，再由顺槽胶带机将煤运出掘进工作面。
3.4 浮煤清理及具体要求
采用采煤机清理巷道的浮煤。要求每掘进一个循环，及时清理工作面浮煤，确保巷道干净、畅通，整个过程注意巷道两帮，防止损坏水管、电缆及电器设备。
3.5 循环锚杆支护工序及具体要求
掘进过程中，锚杆机停在不妨碍生产的位置，待煤机掘完一个循环，煤机退出，调入锚杆机进行支护，掘进和支护依次进行。
3.6 各工种之间的配合及注意事项
在正规循环作业中，当梭车停稳在接煤位置后，发出装煤信号，煤机司机应立即装煤并割煤，煤机司机应和梭车司机相互配合好，保证将煤装入梭车车斗内不洒煤且不挤压煤机电缆；梭车司机在卸煤时一定要和给料破碎机司机配合好，保证煤能及时被破碎机运走而不压死给料破碎机。掘进完一个循环后，锚杆机必须及时支护，要求空顶时间不能超过2 h，必须保证支护质量。总之，各工种人员应互相协调尽可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚持正规循环作业，确保工作面安全生产和设备高效运转，从而实现安全快速掘进。
4、其它工作安排
4.1 施工巷道要求
巷道要求严格按照设计放线施工。工作面每推进50m左右由地测站延伸一次偏中线。偏中线距巷道左帮3.2 m。激光不正或激光距离工作面掘进头较远导致亮度不够时不准施工，并要求及时校正及延伸激光，当煤层起伏较大时，可根据实际情况而定。
4.2 皮带安装要求
皮带掘进巷道内，当巷道向前推进50m左右时，给料破碎机向前移动一次，同时胶带机尾向前延伸一次，延伸皮带长度。
5、结语
中国神华神东煤炭集团哈拉沟煤矿1-2上煤属中厚煤层，巷道掘进采用连续采煤机及配套连采设备，通过优化掘进方法及施工工艺，合理安排掘进、运输、支护等工序，单进水平可达到1000米/月，相对传统炮掘及综掘巷道施工工艺有很大提高，同时大大降低了工人劳动强度，提高了工作效率，更有利于掘进工作面的安全生产。
参考文献
[1]戴绍诚, 李世文等.高产高效综合机械化采煤技术与装备.煤炭工业出版社.1997
[2]徐永圻.采矿学.中国矿业大学出版社.2003
巷道掘进工艺 篇2
第一节 一般规定
1、矿井应开展巷道围岩分类研究，为巷道支护形式选择提供科学依据。
2、岩巷锚喷施工必须采用“锚-喷”工艺；煤巷应推广应用锚杆支护。
3、岩巷掘进应符合下列要求：
（一）压风管路宜采用四吋管，工作面应采用多钻（锤）打眼。
（二）大断面炮掘作业，应采用中深孔不同阶微差爆破技术。
（三）劳动组织尽量采用“四八”制作业，三班进尺，一班穿插整修。
4、煤巷、半煤巷掘进应符合下列要求：
（一）在条件适宜时，应优先采用综掘机械化施工工艺。掘进机选型应向大功率、高强度方向发展。
（二）运煤系统应采用胶带或刮板输送机。
5、掘进工作面必须使用临时支护，临时支护形式必须在作业规程中明确规定。
严格执行敲帮问顶制度，严禁空顶作业。打眼前、爆破后、更换巷道支护时都必须进行敲帮问顶。支护过程中要有专人观察顶、帮情况，发现异常，必须立即停止作业，进行处理。
建立掘进巷道顶板管理巡检制度，发现隐患及时处理。
6、锚杆支护巷道质量检查仪器（包括锚杆拉力计、锚索张拉机具、扭矩扳手等）不齐全、不完好，不得进行巷道掘进施工。
锚杆支护使用的锚固剂应采用树脂锚固剂。锚固剂搅拌时要有计时工具，严格按照作业规程规定的搅拌时间操作。施工现场储存锚固剂必须使用专用箱。不得使用超过保质期的锚固剂。
7、突出煤层巷道掘进必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》等上级规定及公司有关规定。
第七条 受水患威胁的巷道掘进必须严格执行《煤矿防治水规定》等上级规定及公司有关规定。
8、巷道施工要采取煤质保证措施。
9、巷道施工期间，施工单位、技术管理部门应及时收集、整理地质、测量、设计、施工等资料。
第二节 临时支护
10、临时支护形式应符合下列规定：
（一）岩巷锚喷支护
岩巷掘进过程中必须采用金属前探梁或戴帽点柱（预留器）配合作为临时支护。
（二）煤巷锚杆支护
采用金属前探梁或戴帽点柱（预留器）作为临时支护。
11、金属前探梁可采用直径不小于4吋钢管制作，长度不小于5m；固定点每根不少于3处，应均匀间隔布臵，前探梁端头超出固定点至少100mm；固定件应牢固可靠，其材质强度要与前探梁的材质强度相匹配，采用吊环作为前探梁固定件的，上吊环的锚杆丝扣外露长度不小于30mm。
12、前探梁间距及其到迎头的端面距应在作业规程中明确规定。前探梁与顶板间要背严接实。金属支架支护巷道净宽在4m及以下的采用2根金属前探梁，大于4m的采用3根。
13、采用戴帽点柱作为临时支护的，戴帽规格、点柱形式及数量必须在作业规程中明确规定。点柱支护要及时，生根牢固可靠。
第三节 交岔点（三、四岔门）支护
14、岩巷交岔点（三、四岔门）一般采用锚网喷支护，应采用锚索等方式进行加强支护。
15、煤巷锚杆支护三、四岔门应适当缩小锚杆间排距，并采用锚索等进行加强支护，具体应在拨门措施中作出规定。
第四节 岩巷锚喷支护
16、岩巷锚喷支护巷道应编制支护设计。支护设计可采用工程类比法。
17、岩巷锚喷支护采用“喷-锚-喷”施工工艺，推广全断面一次成巷，其主要施工工序为：光面爆破—敲帮问顶、找顶—临时支护—出矸—打锚杆眼（挂网、钢带等）—安装锚杆—锚杆螺母二次紧固—复喷—养护。
18、岩巷锚喷支护巷道必须采用光面爆破，爆破后的巷道轮廓尺寸基本符合设计要求，眼痕率应达到60％以上。
19、锚杆必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆；锚杆螺母应采用防松螺母并配合减摩垫圈；锚杆托盘必须优先采用碟形托盘，其次为钢板托盘；网宜采用电焊钢筋平网或菱形铁丝网；梁应采用钢筋梯子梁或W型、M型钢带。支护材料的具体规格尺寸应在作业规程中明确规定。20、锚杆布臵方式应为正顶布臵一根锚杆，然后向两侧均匀布臵，墙基锚杆距底板距离不大于300mm，下扎角度不小于20°。
21、金属网之间必须压接（帮扎）牢固，循环进尺内部应采用锚杆托盘压网，循环进尺之间可采用不低于12#双股铁丝绑扎联网，联接点间距不大于200mm。严禁采用退锚方式进行金属网之间的压接。
22、复喷应达到下列要求：
（一）复喷厚度20～40mm，必须覆盖网、钢带、锚杆托盘。复喷成巷后锚杆端部可以适当外露，但应喷一层混凝土封闭外露部分，以防生锈。
（二）喷浆总厚度（初喷+复喷）以不超过90mm为宜。
（三）复喷滞后迎头距离应在作业规程中明确规定。
（四）复喷前必须对锚杆螺母进行二次紧固，确保螺母扭矩不低于150N·m。
23、喷层必须进行洒水养护，迎头50m范围内每圆班不少于2次、100m范围内每圆班不少于1次洒水养护，养护时间不少于7天。
24、岩巷锚杆支护质量检查按照本规定第一百一十五条～第一百一十八条的规定执行。
25、软岩巷道可采用锚注进行加强支护。
26、岩巷锚喷支护巷道，遇下列情况应采取加强支护措施或改变支护形式：
（一）易风化潮解剥落的松软岩层。
（二）各类破碎岩层。
（三）构造破碎带。
（四）其他不稳定的顶板。
（五）迎头围岩有淋水、滴水，采取了封、堵、截、导等治水方法，仍无法继续施工的。
（六）巷道穿层距煤层法线距离小于等于5m时。
第五节 煤巷锚杆支护
27、矿必须建立健全从班组、区队到矿的煤巷锚杆支护质量控制体系，明确各级管理职责，实现全过程质量控制。
28、矿必须对管理人员、技术人员及操作工人进行煤巷锚杆支护技术培训。
29、矿地质部门要及时收集、整理、分析煤巷锚杆支护巷道的煤层赋存状况、顶底板特征、地质构造、空间关系等资料，做好地质预测预报。
30、煤巷锚杆支护巷道必须进行顶板岩性探查，并应符合下列规定：
（一）煤巷锚杆支护巷道每掘进50～100m，必须至少施工1个顶板岩性探查孔，孔深不小于5m，并且不小于锚索孔深度。遇地质构造带、施工锚索（锚杆）孔发现岩性异常等情况，应及时补充施工顶板岩性探查孔。探查孔应按施工先后顺序进行编号，现场挂牌管理。
（二）探查孔现场观测工作必须由专业技术人员负责。观测人员在探查孔施工期间应观测钻孔钻进速度变化、孔内排出的岩粉情况，在探查孔施工结束后应采用钻孔窥视仪对孔内的岩层岩性、厚度、起止位臵、裂隙发育等情况进行观测，并做好记录。
（三）观测人员必须及时整理、分析、反馈探查资料，并编制顶板岩性探查台帐，内容应包括巷道名称、探查孔编号、位臵及孔深、观测人员、钻孔柱状图、分析意见等。当顶板岩性出现异常变化时，应及时采取针对性措施。
（四）观测人员必须经过专门培训，能够准确判定岩性，熟悉仪器操作、维护和保养等。
31、煤巷锚杆支护巷道必须编制支护设计。支护设计可采用工程类比法、理论计算法或系统设计法。
（一）工程类比法应以本矿区或其他矿区类似条件下的工程设计和工程实践的成功经验为依据，进行锚杆支护参数设计。
（二）理论计算法应根据顶板赋存状况可采用悬吊理论、组合梁理论等计算锚杆支护参数。
（三）系统设计法应按下列步骤进行：
1.地质力学评估。主要是围岩应力状态和岩体力学性质评估。
2.初始设计。可采用数值模拟分析、工程类比、理论计算法进行锚杆支护参数初始设计。
3.现场监测。主要是对锚杆受力和巷道围岩表面位移及深部位移的监测。
4.信息反馈与修改、完善设计。以现场监测的锚杆受力、巷道围岩表面及深部位移作为反馈指标，对初始设计提出修改方案。
5.重复进行以上第3～4个步骤，直到满足安全生产需要并且经济合理为止。
32、煤巷锚杆支护设计应包括下列内容：
（一）巷道名称、位臵、用途、规格。
（二）地质条件及围岩分类，包括巷道所处层位、煤层及顶底板岩性、类别、煤层硬度、周围采掘情况、构造、水文及瓦斯情况等。
（三）锚杆（锚索）材质、强度、规格、布臵间排距、角度及确定依据；锚杆（锚索）托盘材质、强度、规格。
（四）锚杆（锚索）锚固参数（孔径、锚固长度、锚固剂选型）及确定依据。
（五）锚杆（锚索）预紧力矩（预紧力）、工作锚固力。
（六）护表构件（梯子梁、钢带、网）形式、强度、规格。
（七）支护材料单位消耗量。
（八）现场监测方案。
（九）补强加固措施。
33、矿井首次采用锚杆支护的煤层要与科研院校合作进行可行性研究和锚杆支护设计，并报公司生产技术部备案。矿井非首次采用锚杆支护的煤层采用锚杆支护时，支护设计应由矿技术部门编制，并经矿总工程师批准。支护设计不得随意更改，确需更改的必须经矿技术部门同意，并经矿总工程师批准。
煤巷锚杆支护设计应根据施工后的现场监测结果进行修改、完善。
35、钻孔直径、锚杆直径、树脂药卷直径要合理匹配。钻孔直径与锚杆杆体直径之差应为4～10mm，钻孔直径与树脂药卷直径之差应为3～5mm。
36、顶板锚杆必须采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆。顶板锚杆抗拔力不小于锚杆理论极限载荷的50%(直径φ18mm的锚杆锚固力不小于60KN，直径φ20mm的不小于80KN，直径φ22mm的不小于100KN)。紧靠巷道两帮的顶板锚杆距帮部距离应为200～300mm，并且宜向煤帮倾斜布臵，其倾斜角度应在支护设计中作出规定。
37、帮部锚杆优先采用左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，当煤帮条件允许时，可以使用木锚杆、玻璃钢锚杆、圆钢锚杆等类型的护帮锚杆。木锚杆抗拔力不小于10KN，玻璃钢锚杆不小于30KN，圆钢锚杆不小于40KN，左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆不小于60KN。帮部最上端锚杆距顶板距离应为200～300mm；底脚锚杆距底板距离应不大于500mm，并且宜向底板倾斜，其倾斜角度应在支护设计中作出规定，倾斜锚杆宜与异形托盘配套使用。
38、φ15.24mm锚索的设计理论极限载荷不小于240KN，预紧力100～120 KN，在特殊地质条件下施工的锚索规格及预紧力应在作业规程中明确规定。
39、锚杆（锚索）支护材料（包括杆体、锚固剂、钢筋梁、钢带、托盘、螺母、网、锚索锁具等）性能、强度及结构必须与锚杆（锚索）的设计锚固力相匹配，按行业标准检查产品合格证和材料试验报告，并应符合下列规定：
（一）树脂锚固剂：锚固剂中固化剂的颜色必须统一，超快速为红色，快速为蓝色，中速为白色；每卷锚固剂应有明确清晰的规格型号、生产日期及保质期标识；每箱锚固剂应附产品合格证及产品说明书，锚固剂的性能、特征、外形尺寸、搅拌时间、凝胶时间、固化时间及正确的使用方法均应在产品说明书中说明。
（二）锚杆：金属杆体抗拉屈服强度不小于320MPa，抗拉极限强度不小于500 MPa，延伸率不低于16％；锚杆杆体尾部螺纹必须采用滚丝工艺加工。
（三）钢带或钢筋梁：材料极限抗拉强度不应小于360 MPa。
（四）锚杆托盘：宜优先选用碟形托盘或与锚杆杆体材料相匹配材质的托盘，不得使用铸铁托盘。金属锚杆托盘厚度不得低于8mm，面积不得小于100mm，孔眼眼位居托盘中间，直径比锚杆杆体直径大1.5～2mm，用钻床或冲床加工。
（五）锚索托盘：应用不低于18#槽钢制成，长度为400mm，中间加焊150mm×150mm×10mm或170mm×170mm×10mm的钢板，孔眼居托盘中间，用钻床或冲床加工。
（六）螺母：左旋无纵筋螺纹钢锚杆必须使用加厚的与锚杆相匹配的快速安装螺母。
（七）垫圈：塑性减摩垫圈，其强度必须与螺母扭矩相匹配。
（八）网：在强度允许的情况下，宜优先选用塑料网或塑钢网；采用金属网时，必须使用焊接平网或菱型铁丝网，不得使用钢板网。
（九）锚杆木托盘：规格一般为400mm×200mm×50mm，应采用湿柳木加工而成。
40、矿应建立锚杆（锚索）支护材料检查验收制度，不合格材料严禁入井使用。锚杆（锚索）等支护材料应有产品合格证和材料试验报告。树脂锚固剂应进行质量抽检，验证其规格尺寸、凝胶时间、等待时间和锚固力等是否达到标准要求，并出具抽检报告。
41、锚杆施工应遵守下列规定：
（一）顶板锚杆必须紧跟迎头，逐排由外向迎头顺序施工，每排内锚杆必须由中间向两帮顺序施工。顶板永久支护距迎头最大距离不得超过1个循环进尺加300mm。帮部锚杆滞后迎头距离不得超过4排锚杆，煤壁松软易片帮时应紧跟迎头。
（二）锚杆孔施工：
21.顶板锚杆孔宜采用锚杆钻机钻孔，帮部锚杆孔宜采用帮锚钻机、风煤钻或煤电钻钻孔。
2.钻孔前，应根据设计要求确定孔位，做好标记。3.钻孔应采取湿式钻孔法施工。采取干式钻孔法施工时，必须采取捕尘、降尘措施，工作人员必须佩带防尘保护用品。
4.锚杆间排距允许偏差为±100mm；锚杆角度允许偏差为≤15°；锚杆孔深度误差0～50mm。
5.锚杆孔内的煤岩粉必须吹净，不得有积水。
（三）锚杆安装：
1.顶板锚杆应采用锚杆钻机搅拌、安装，帮部锚杆宜采用帮锚钻机、风煤钻或煤电钻。
2.顶板锚杆孔应打好一个安装一个，严禁采用一次性打好所有锚杆孔后，再一次性安装锚杆的方法施工。
3.锚杆托盘应紧贴梁、网或围岩表面，接触部位及周围50mm范围内的浮煤矸必须找净、找平、找实。顶板锚杆托盘与螺母之间必须使用减摩垫圈。
4.锚杆必须推到孔底，螺母外锚杆丝扣长度应在10～40mm之间。
5.必须对锚杆螺母进行二次紧固，螺母扭距大小、二次紧固时间应在作业规程中明确规定。
（四）网应拉紧并紧贴岩面铺设，网之间必须压接，循环进尺内部采用锚杆托盘压网，循环进尺之间优先采用超前挂网的方式进行压接，不宜超前挂网的应采用自连自方式或不低于12#双股铁丝绑扎联网，联接点间距不大于200mm。严禁采用退锚方式进行金属网之间的压接。
42、锚索施工应遵守下列规定：
（一）必须采用锚索钻机或锚杆钻机钻孔。
（二）锚索顶部应生根在稳定岩层中，并且在其中的锚固长度不低于1m。
（三）锚索间排距允许偏差为±100mm；锚索应垂直于巷道顶板或巷道轮廓线布臵，角度允许偏差为±2°；锚索孔深度允许偏差－100～0mm。
（四）锚索必须推到孔底，尾部露出锁具150～200mm，距巷道底板小于1.8m时应加防护套。
（五）锚索施工后，必须适时对锚索进行检查，发现预紧力不足应及时进行二次张拉。
（六）树脂锚固的锚索锚固位臵不得选择在含水层中。
43、煤巷锚杆支护巷道施工期间，如遇到煤炮、围岩移近量显著增加、底板明显底鼓、顶板淋水增大、围岩节理裂隙发育、突发性片帮掉渣、巷道不易成形、钻眼速度异常等情况，必须立即停止施工，查明原因，由矿总工程师组织有关单位和人员制定相关措施后，方可继续施工。
44、煤巷锚杆支护巷道施工必须建立锚杆、锚索施工台帐，台帐应现场及时填写，台帐内容应包括锚杆、锚索编号、施工日期、班次、施工位臵、施工人员、验收人员、质量情况等。
锚杆可逐排、锚索应逐根编号。锚杆、锚索编号应采用白色油漆及时喷（写）在托盘上。
锚杆、锚索安装时，必须有验收人员在现场监督，施工结束后，验收人员必须在锚杆、锚索施工台帐上签字确认。
45、对锚杆（锚索）安装质量必须检查下列项目，并做好记录：
（一）锚杆（锚索）安装的几何参数，包括间排距、外露长度、钻孔深度、角度。
（二）网、梁及托盘安装质量。
（三）锚杆（锚索）拉力试验。
（四）螺母扭矩。
46、锚杆（锚索）间排距、外露长度、钻孔深度采用钢卷尺测量，角度采用半圆仪测量。网、梁及托盘安设质量采用目测、用手或工具扳动观察。
47、锚杆（锚索）拉力试验应遵守下列规定：
（一）采用锚杆拉力计做锚杆拉力试验，巷道每掘进30～50m或每300根锚杆抽样检查一组，每组抽样检查3根锚杆（顶板1根、两帮各1根），拉力均应达到设计锚固力值，只要有1根锚杆未达到，就应再抽样检查一组，如仍不符合要求，由掘进副矿长（副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取措施进行处理。
（二）采用锚索张拉机具做锚索拉力试验，每安装10根锚索抽样检查1根，拉力应达到设计预紧力值，否则应按本条第（一）款之规定分析原因，并及时采取措施进行处理。
（三）锚杆（锚索）拉力检测仪器应定期校验，仪器误差不得大于10%。
（四）进行锚杆（锚索）拉力试验必须有安全措施。
（五）试验前，应仔细检查检测仪器各部位及高压油管的完好性。
（六）安装锚杆拉力计前，应卸除被测锚杆螺母及托盘。
（七）拉拔前，必须将张拉千斤顶固定牢固，其轴心线应与被测锚杆（锚索）轴心线一致。
（八）拉拔时，被测锚杆（锚索）下方及两侧严禁站人，所有人员必须撤至被测锚杆（锚索）4m以外的安全地点。加载应均匀、缓慢，拉至设计锚固力值即可停止。
（九）拉拔时，锚杆杆尾一旦出现颈缩状况时，应立即卸载。
（十）拉拔试验后，应及时重新安装好锚杆托盘及螺母。若锚杆因拉拔试验失效，则必须在其附近及时补打锚杆。
（十一）同一根锚杆（锚索）只能做一次拉力试验。
（十二）巷道遇顶板淋水、帮部渗水较大时，应对该区域初期安装的锚杆（锚索）进行拉力试验，确定锚固剂对该区域的适应性，并根据试验情况及时采取针对性措施。
48、螺母扭矩检查必须使用扭矩扳手。班组应对当班施工的全部锚杆的每一个螺母扭距进行检查，均应不低于设计值的95%，未达到的必须将其重新拧紧达到设计要求。
49、矿应建立锚杆（锚索）锚固力抽查制度，并建立抽查台帐。
50、煤巷锚杆支护巷道必须进行锚杆支护质量监测，并做好记录。主要监测指标包括巷道顶板锚固区内外的离层量、围岩移近量、锚杆受力状况，并应遵守下列规定：
（一）巷道顶板离层采用顶板离层指示仪监测。顶板离层指示仪应安装在巷道中部，每隔50m安装一个，地质构造带、三四岔门处等特殊地段必须安装顶板离层指示仪。所有顶板离层指示仪应按安装时间的先后进行编号，并现场挂牌管理，牌板上应清晰标明顶板离层指示仪的编号、安装日期、初始读数、深、浅基点位臵、观测责任人等内容。矿应对不同条件下的顶板离层临界值进行研究分析，总结出一套符合矿井实际的经验值或标准值。离层临界值以及超过临界值后所采取的措施应在作业规程中明确规定。
（二）巷道围岩移近量采用测枪、测杆或其他测量工具量测。巷道每隔100～200m布臵一个围岩移近量监测站，对顶底板和两帮移近量均应进行监测，当发现围岩移近速度急剧增加或一直保持较大值时，由掘进副矿长（副总工程师）组织相关单位分析原因，并及时采取处理措施。
（三）锚杆受力状况采用测力锚杆或锚杆液压枕监测。巷道每隔300～500m布臵一组监测点对锚杆受力状况进行监测，特殊地段可适当加密，每组监测点至少监测4个部位（顶板2个、两帮各1个）。
（四）以上三项监测的观测周期应在作业规程中明确规定，测站位臵均应及时标注在巷道布臵平面图上。
（五）矿生产技术部（科）矿压监测专业组应定期收集监测数据，并进行分析和处理。发现异常时，应立即向矿总工程师及掘进副矿长（副总工程师）汇报，组织相关单位分析原因，并及时采取处理措施。
51、煤巷锚杆支护巷道遇有下列情况之一者，应采取加强支护或联合支护措施，具体支护形式和支护参数要在作业规程中明确规定。
（一）构造破碎区域。
（二）应力集中区域。
（三）采动影响剧烈区域及顶板受采动破坏区域。
（四）顶板淋水地段。
（五）沿空区域。
（六）易离层垮落的复合顶板。
（七）交岔点。
（八）各类大型硐室。
（九）巷宽大于5m巷道。
（十）倾角大于30°煤层。
52、综采工作面切眼采用煤巷锚杆支护时应采用导峒法施工，导峒宽度不宜超过4.2m，切眼刷大时必须采取加强支护措施，具体形式及参数要在作业规程中明确规定。
53、煤巷锚杆支护巷道局部掉顶、片帮时，宜优先采用锚杆支护，不得瞒顶、瞒帮。
54、煤巷锚杆支护巷道遇断层等地质构造时，宜优先采用锚杆、锚索、锚注等支护形式进行联合支护，并适当加大支护密度，此种支护形式应顺延至地质构造带范围以外至少5m。
55、煤巷锚杆支护巷道因条件变化需改为架棚支护时，必须退后架棚。退后架棚距离应根据巷道实际条件，由矿技术部门确定。
56、煤巷锚杆支护巷道后路需要采取加强支护措施的，应针对现场实际，可采用加密锚杆（锚索）、点柱、挑棚、套棚、锚注等形式。采取加强支护措施后，巷道尺寸必须满足安全使用要求。锚杆（锚索）孔集中淋水段，应采用套棚加固，防止因孔壁泥化导致锚杆（锚索）失效引发冒顶。
57、出现不合格锚杆（锚索）的必须及时补打。
58、严禁使用支护锚杆（锚索）或其他护表构件进行起吊、固定保险档等工作。
煤矿顶板破碎巷道掘进 篇3
关键词：人工假顶；撞楔法；架棚整体性；安全距离；顶板观测
1 工程概况
工作面概况：1694W 工作面位于-600水平西大巷六采区9煤层第四工作面，工作面標高-522.0～-640.0，该工作面上有1684W工作面和1693W工作面，现均已回采完毕。顶底板情况：老顶为粉砂岩，厚度0～5.9m，平均3.1m，深灰色，局部含植物化石和炭化体。直接顶为泥岩，厚度0～2.5m，平均1.9m，深灰色，上部含菱铁质结核及黄铁矿散晶，下部质软易碎。直接底为细砂岩，厚度3.3～5.7m，平均4.8m，褐灰色，含大量的根部化石。老底为泥岩，厚度8.1～10.0m，平均9.0m，深灰色，在底部含少量炭质和腐泥质。煤层结构属于复杂结构，局部煤层底部有一层不稳定泥岩夹矸，厚度0～0.2m左右。煤层厚度为1～3m，平均煤厚为2.5m，煤层倾角15°-25°，平均倾角为20°，煤层走向在40°左右。受地质构造、顶板压力影响，造成煤层顶板破碎，掘进时破板、破底厚度加大，局部可能全岩，增大原煤灰分。支护形式采用GU29-10.4m2拱形支架支护，棚距为600±50mm。
2 顶板破碎支护工艺
①临时支护及构造假顶。由于巷道顶板异常破碎而且煤岩体自稳能力差，随着巷道的掘进，顶板及两帮的煤矸倾漏下来，为保证巷道的安全快速掘进，防止顶板冒顶事故的发生，必须要采取相应的支护和构造人工假顶。具体方法是：先在巷道迎头向上25°左右对顶板打眼，深度打入1.4m左右，然后将管缝锚杆打入迎头破碎顶板中，管缝锚杆在架棚上方呈均匀分散布置。形成向前的一个超前支护区域（人工假顶），再在超前支护区域上方填好木料。
②缩小棚距减少空顶面积。调整支护形式，加强支护强度，将棚距由原来的600mm缩小为500mm，从而缩短空顶距，减小整体的空顶面积，在一定程度上控制住不稳定的顶板。
③打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度。在顶板破碎地带的架棚支护下，用大板或者液压支柱加打点柱，点柱要打牢打实，并用铅丝连好，可以加大架棚支护的强度，然后用3m长铁道将破碎地带内的架棚全部连在一起，并用斜卡缆将铁道和架棚锁住，从而将架棚的整体性提高，加强了整体的支护强度。
3 现场安全管理措施
掘进使用GU29-10.4m2金属拱型支架支护，棚距为600±50mm（如顶板压力较大，架棚变形严重时必须缩小棚距为500±50mm），棚梁与棚腿间的搭接400-40mm，搭接处上好三个卡缆，卡缆扭矩达到150 N·m，正顶铺塑料网，网搭接不小于100mm，网与网之间用铅丝连好，铅丝要求双丝多扣，连网间距不超过200mm/道。正顶及两帮各使用一趟角铁支拉板，支拉板要求放成线，不回撤。正顶及两帮用木小板插背，间距不大于200mm/块，要求插严背实。每班开工前检查迎头往外15m范围的架棚卡缆紧固情况，使其扭矩均达到150 N·m，歪扭的棚子及时扶正并插背好。对迎头往外20米范围内的巷道杂物进行清理，保持后路畅通。对后路压力大地段的架棚进行加固，在上顶卡好一道铁道，卡缆紧固符合要求，使其扭矩达到150 N·m，两根铁道之间必须穿袖卡，穿袖长度不小于700mm，随掘进向前倒铁道，每班对其进行检查，发现卡缆松的及时重新紧固。对缩搭接比较严重的地段及时打好一梁三柱的托板，梁、腿均使用三米大板。过构造期间，如顶板冒落需做好超前支护，使用半圆或铁撞楔打好超前撞楔控制好顶板，铁撞楔间距不大于500mm，直接打到冒落区域里面边缘，吃住劲，上顶搭好影子板。铁撞楔末端用铅丝或者卡缆固定好，以免伤人。施工过程中认真作好敲帮问顶及找掉工作，严格遵循先外后里、先顶后帮的原则。使用专用的长钎子找掉，找掉时，一人找掉，一人观山，操作要由有经验的老工人进行，严禁在槽口同时进行其他工作。任何人不得进入空顶区内作业。如果顶空小于300mm，用木料插严背实，顶空大于300mm时，打木垛接顶，打木垛时打好影子板，并有专人观山；如果无法打木垛时，上顶填1.0m以上的乱料填实并用小板插严背实。如随掘进迎头末一架棚子能与煤壁贴实，继续向前掘进时必须提前使用风锤（或者风钻）打眼后安装超前管缝锚杆控制顶板。管缝锚杆间距300mm，每排打不少于6根。从末两架棚子间隙向斜上方打，角度比边眼掘进角度略大，管缝锚杆外露不超过300mm。过冒顶区期间必须保证迎头20m范围内断面高度不小于2.4m，且后路畅通，迎头工作人员精神集中，统一指挥，其余无关人员撤职迎头20m以外，施工过程中要安排专人进行观山。迎头前劈严重时，要在巷道内安全地点，采取向前加打锚杆措施，以控制前劈程度，打锚杆时，人员要在有支护的地点操作，并有专人观山。
4 结束语
1694W工作面采用打撞楔的方法进行临时支护和打点柱、卡铁道加强架棚整体性与支护强度的方案以后，加强了巷道的支护强度，也保证了顶板的整体性，从一定程度上来讲，解决了顶板破碎巷道的安全掘进难题，而且大大提升了工作效率，减少了顶板事故的发生，降低了成本的投入，这种施工工艺在以后的顶板破碎工作面的掘进工作中可以大量推广。
参考文献：
[1]高如林.浅析煤矿掘进巷道顶板事故预防措施[J].中国高新技术企业，2013（3）.
巷道掘进工艺 篇4
1 我国矿业掘进巷道掘进技术的发展现状
1.1 掘锚一体化的巷道掘进技术
近年来, 伴随着锚杆支护技术的迅速发展, 各行各业开始借助此项技术完善自己的操作技能, 矿业开采企业也不例外, 将现有的巷道掘金技术与锚杆支护技术相结合, 创新出了掘锚一体化的巷道掘进技术[1], 提高了煤炭开采工作的质量与产量, 减小巷道掘进过程中的空顶距, 避免作业人员在空顶下施工作业, 保证了现场作业人员的安全。目前正在使用的掘锚机组依据作业方式的不同, 可以分为同时进行掘锚作业的机组和先截割再支护的机组两种[2]。同时进行掘锚作业机组的典型代表机组型号是12CM15-15DDVG;先截割再支护机组的代表机组是ABM20。同时进行掘锚作业的机组是暂时最为先进的掘锚一体化技术, 此项机组实现了截煤与安装锚杆工作同时进行, 极大地提高了煤炭开采工作的效率, 将矿业的巷道掘进工作变成操作简单、便利的工作。
1.2 煤巷综合机械化的巷道掘进技术
我国多数大矿业企业及中小型矿产开采企业普遍采用的是传统的综合机械化巷道掘进技术[3], 此项综合机械化掘进技术的组成设备主要有供电系统、通风除尘设备、转载机、悬臂式掘进机、可伸缩式输送机、单体锚杆钻机等零部件。在传统的煤巷综合机械化巷道掘进技术中, 悬臂式掘进机是核心组成部分, 所发挥的作用也是不容小觑的。最早的悬臂式掘进机出现在20世纪60年代, 工作效率比较低, 后来随着煤炭开采事业的蓬勃发展, 我国先后引进了AM50、S100型号的掘进机, 以满足经济发展对煤炭资源的需求, 极大地提高了煤炭开采工作的效率。现在随着科学技术的不断发展, 结合我国煤炭开采工作的迫切需要, 我们对传统的掘进机技术进行改进与创新, 自由研发出了EBJ-120TP型号的掘进机[4], 这在国际上都具有先进的领先水平。EBJ-120TP型号的掘进机的优点主要有:机器的重心很稳、机身矮小方便搬运、机体结构合理紧凑, 最大的特点就是破岩能力极强。EBJ-120TP型号的掘进机的工作性能完全可以取代国外的技术, 而且更加符合我国矿产资源的开采方式, 让矿业巷道掘进技术的工作有了更大程度上的提高。
1.3 连续采煤的巷道掘进技术
采掘合一、采煤速度快是连续采煤掘进技术独有的优势。连续采煤掘进技术[5]能够完成大断面落煤、输送同时进行的工作, 并且在双巷乃至多巷矩形断面开采, 或者是短臂开采工作中都具有无法估量的积极促进作用。目前, 神华集团等一些大的矿业发展企业都在使用连续开采的巷道掘进技术, 在大断面巷道掘进和短臂开采工作普遍使用连续采煤机。连续采煤掘进技术根据运输方式的差异分为连续式运输和间断式运输两种方式。连续式运输环境需要胶带运输机、铲车、采煤机、锚杆钻车、连续运输系统等组成部分;间断式运输工作界面, 只是将连续式运输工作面中的连续运输系统换成了运煤车和给料破碎机。
2 我国巷道掘进技术未来的发展趋势
2.1 深入发展掘锚一体化掘进技术
现有的掘锚一体化技术还可以与连续采煤机组进行组合创新, 进一步开展掘锚一体化技术。目前, 美国、澳大利亚等发达国家采用的掘锚一体化技术[6], 就具有很好的支护效果, 采煤的工作效率也很高, 此项掘进技术的适用范围更加的广泛, 也被认为是矿业巷道掘进技术历史上的一次技术革命。除现有的掘进技术外, 开发研究与悬臂式掘进机能够同时进行工作的掘进机组, 把矿业的巷道掘进技术带入新的发展领域。
2.2 推动综合机械化掘进技术的进一步发展
综合机械化掘进技术一直是我国煤炭开采过程中的主要工艺, 也要随着社会的进步不断进行创新。悬臂式掘进机仍有很大的改进空间, 比如借助于自动化技术等新技术手段提高悬臂式掘进机的适应性;对悬臂式掘进机的元部件进行设计, 提高机器的可靠性等;对悬臂式掘进机制定后续配套的运行方案, 提高机组和整个系统的协作能力。
2.3 连续采煤掘进技术的推广
我国连续采煤掘进技术已经具备国际先进水平, 在矿业采煤工作中也取得了非常好的效果, 并创造出了许多巷道掘进技术方面的记录。所以, 现有的连续采煤技术具备了在矿业开采企业中进行推广的趋势。连续采煤掘进技术优点很多, 如工作效率高、机器运行灵活、产煤速度快、投入的成本少、对工作环境的适应性强、安全系数高、减少了人力资源的投入等。连续采煤掘进技术的优点符合矿业企业追求经济效益的发展目标, 在矿业开采行业具备很好的推广条件。
2.4 制定配套的巷道掘进方案
在创新与发展单项工作机组的同时, 还要制定出相应的成套巷道掘进技术工作方案。在发展综合机械化掘进技术的同时, 融入自动化控制技术, 实现掘进技术的智能化发展。在发展掘进技术的同时, 一定要有配套的除尘系统。
3 结语
我国既是煤炭开采的大国, 也是煤炭消耗大国, 只有保证煤炭资源的开采量满足社会发展的需求量, 才能够促进我国经济的稳定发展。而制约煤炭开采工作进程和效率的关键因素就是巷道掘进技术的发展以及对先进掘进设备引入与使用。矿业企业在发展煤炭开采事业的同时, 还要提高煤炭开采过程的安全性, 这是促进煤炭开采事业进入到良性发展的重要环节。矿业企业需要以国外的先进巷道掘进技术为发展的目标, 加大对国内矿业开采技术的开发与投资, 把先进的矿业开采技术及时的应用于我国的煤炭开采工作中, 并为我国的建设事业增砖添瓦。
摘要：我国煤炭资源的储存条件复杂多样, 各地区煤炭资源埋藏深度较大, 通常采取井工开采的方式对煤炭资源进行采掘。井工开采需要施工大量的巷道掘进工程, 用以采煤工作面的通风、辅助运输、供排水、煤炭提升运输等。近年来, 随着科学技术的不断发展, 以及自动化等先进设备及技术的推广, 我国的煤矿掘进技术有了很大的提高, 掘进设备也越来越先进。本文针对我国矿业开采行业发展的现状, 展望我国矿业巷道掘进技术发展的未来趋势。
关键词：矿业巷道掘进技术,现状,未来发展趋势
参考文献
[1]程峰.矿业掘进巷道掘进技术的现状及未来发展[J].机械管理开发, 2015, 04:123-125.
[2]王虹, 黄华城.煤巷掘进设备发展状况与对策[J].煤炭科学技术, 2004, 25:8-11.
[3]韩荣仕.煤矿巷道掘进技术研究[J].工程技术, 2012, 6:136.
[4]樊磊.我国矿井巷道掘进技术和装备的现状与发展[J].科技传播, 2013, 2:83+85.
[5]赵爱民.矿业掘进巷道掘进技术的现状及未来发展[J].科技传播, 2013, 24:84+83.
掘进巷道发生火灾的处理措施 篇5
独头巷道火灾
火灾处理方法
火灾处理注意事项
火灾事故是煤矿生产过程中重大灾害之一.处理的技术要求含量是十分重要的。其中处理矿井独头巷道火灾事故更是一种非常复杂的技术问题,处理方法和措施不当,会导致瓦斯爆炸事故,对事故抢险人员的生命安全威胁是十分大的, 据统计在过去矿井火灾事故中,独头巷道发生火灾占总的火灾事故中近过半.在处理中发生不少因方法和措施不当导致事故扩大,造成人员伤亡事故发生，其血的教训是值得我们吸取和总结的.为了正确的处理矿井独头巷道火灾事故,防止瓦斯爆炸事故发生,在处理此类事故时方法和措施必须科学合理.才能避免不应当发生的事故扩大化,减少不必要的人员伤亡和国家财产损失.一、独头巷道火灾的特点：
掘进独头巷道因其独特的通风条件，发生火灾时，与其他矿井火灾有着独有的特点，由于采用局部通风机供风，所以发生火灾时，可以有效控制向火区供氧；
2、巷道狭小、温度高、烟雾大,存在难以接近火源问题；同时对灭火人员的安全受到极大威胁；
3、高温侵蚀下，巷道顶帮岩石、煤体容易跨落，威胁灭火人员安全；
4、巷道内的瓦斯控制难度大，增加风量，会导致火势加大，减少风量或停止供风，会导致瓦斯聚集，发生瓦斯爆炸事故。
5、隐蔽火源引燃瓦斯事故潜在威胁大，会导致事故扩大化。根据不同掘进独头巷道地点火灾，其特点也不同。掘进巷道迎头火灾的特点：⑴上山巷道和平巷火灾一般在正常通风下，涌出的瓦斯随火焰燃烧掉，危险性不大，但停止供风的条件下，其爆炸性很大⑵下山巷道火灾一般涌出的瓦斯因为瓦斯密度小，随时由巷道排除，爆炸性较小。
2、掘进巷道中段火灾的特点：⑴、易烧断风筒，破坏通风，导致火源以里爆炸性气体聚集。⑵、救援中很难测定火源以里瓦斯、更难掌握其变化。⑶火灾导致冒顶，堵塞救援通道，破坏通风设施，引起爆炸事故发生。⑷发生火灾后，工作面迎头人员不易脱险。
3、掘进巷道口发生的火灾的特点: ⑴火灾破坏正常通风，瓦斯的聚集与引爆时间受着巷道的距离与瓦斯涌出速度制约。⑵火灾接受热对流供给足够氧气，向进风侧蔓延，并加大。⑶火灾影响掘进巷道受供氧限制，只能有20～30m范围。
二、处理独头巷道火灾的主要方法
掘进独头巷道的火灾受通风条件的限制，进出只有一条路线，处理难度较大，为处理工作带来不同程度的危险性和复杂性。当发生独头巷道火灾事故时，我们必须首先正确判断事故的各个方面情况，采取正确的处理方案处理事故，将事故控制住，并消灭掉。对独头巷道发生的火灾主要处理的方法有以下几种。直接灭火法：这是我们处理火灾事故中首选且最有效的方法，在火灾初期，当火灾发展不大时，采取此种方法最有效。
A、用水或小型灭火器直接扑灭掘进巷道火灾：要求必须具备三个要素：⑴火源明确。⑵有充足的人力、救援物资和水源。⑶保证通风正常并有畅通的回风道。⑷保持火区瓦斯浓度在2%以下。B、用沙土等掩埋火区，使火窒息而灭。此种方法主要用于发生小区域火灾，利用不燃性材料将火区与氧气隔离，从而导致火的熄灭。C、挖除火源。此种方法只适用于由于巷道高冒而形成空洞，因为供氧不足而导致自然发火的初期局部火灾。直接将火源挖除掉，用黄泥等不燃性材料充填实即可。
2、隔绝灭火法：在直接灭火无效或直接灭火对救灾人员有威胁时，或用直接方法不经济时，为安全有效将事故处理掉，对火区进行封闭。这种方法处理事故期限长，恢复生产慢。
３、综合灭火法：这种方法是结合上面两种方法进行处理的，首先对火区进行临时封闭，当火区处于稳定后，在锁风条件下，进入灾区进行直接灭火，将火扑灭。这种方法安全可靠，且缩短了火区处理时间，恢复生产快。
４、其他方法：灾区条件比较复杂，也可利用掘进巷道的特殊性，因地制宜采取有效方法处理。
A、利用水进行浇灌火区.这种方法主要用于下山独头巷道发生的火灾处理中，向巷道中灌水，淹没火区。如2003年6月2日，乐平矿务局仙槎煤矿-170m水平27152掘进工作面火灾，救护队考虑到工作面无人，根据该矿井下水源充足，该掘进巷道地处最低等条件，采用打水坝引井下水到该掘进工作面灌淹，用时5天安全完成事故处理。B、利用掘进巷道的瓦斯涌出量大使火区缺氧熄灭，这种方法主要针对瓦斯涌出量大的独头巷道火灾。如某高瓦斯矿井一翼采煤工作面的下风巷掘进头火灾，该巷已经施工285m，断面为6m2，瓦斯涌出量为3m3/min，着火后工人没有采取任何灭火措施就全部跑出，风机未停。救护队到达时，巷道与回风上山交叉口处浓烟滚滚，温度为35度，侦察人员仅前进20m，不得不退出，直接灭火已经不可能了，救护队采取切断火区供风，利用瓦斯涌出量使瓦斯超过爆炸上限，等火区气体达到失爆条件下再进入灭火，5小时后瓦斯达到35%，温度60～70度，失去爆炸性，掘进巷道已经燃烧35m，历时7天，迎头瓦斯达100％，温度降至32度，救护队再采取洒水冲洗巷道，排放瓦斯，恢复正常生产。
C、对巷道高冒着火可以利用打钻到火点上方，用水浇灭，如1999年12月23日淮南矿业集团潘一矿一巷道高冒火灾事故处理中采用此方法成功处理一起火灾事故。但是在处理过程中必须密切关注巷道中的瓦斯浓度变化，加强通风，吹散瓦斯。
D、利用压风管路、局部通风机向掘进独头工作面注惰性气体使火区窒息。
对不同地方发生的火灾采取的方法不同，要因地制宜的采取合理有效方法，才能快速扑灭火灾，防止事故扩大，减少损失。
三、掘进巷道火灾处理时注意事项 不同灭火方法的注意事项。救护队救援工作必须以救人为首要任务，同时救护队对灾区侦察时，必须在保证正常通风、瓦斯不超限的情况下进行，侦察工作要仔细，做到一次探明火情，掌握火区各种气体浓度、温度、顶板、火势及其他情况，不能反复侦察，浪费救援资源，贻误战机，甚至可能导致事故扩大。
1）、直接灭火方面：采取此种方法，第一通风最重要，必须保持足够的供风量，防止瓦斯超限。二必须有足够的水源或灭火器材，以达到控制住火势并能消灭之，否则不能直接灭火，及时采取其他方法处理，以免贻误战机。第三直接灭火必须设专人不间断检测瓦斯浓度及其变化，一旦瓦斯上升接近爆炸临界值，灭火人员必须立即撤出灾区。第四用水灭火时，不能将水流直接射入火源中心，只能由火源外围逐步向火源中心深展，防止高温水蒸汽伤人事故发生。直接灭火技术使用不当造成救灾人员的自身伤害的事故教训是很多的。如1981年11月17日，湖南省白沙矿务局马田矿艾和山井因放炮引起煤与瓦斯突出，后又导致矿井火灾。该矿救护中队和工区辅助矿山救护队在处理火灾时，由于通风技术措施不当，且多次盲目进入灾区直接灭火，在第三次进入的过程中，发生瓦斯爆炸，造成11人死亡，3人重伤。据分析，在处理这次火灾事故时，未采取措施加大灾区风量，以降低风流中的瓦斯浓度，并将其控制在没有爆炸危险的范围内；发现瓦斯浓度高(瓦检器检查不见光谱)时，不仅没有立即撤出灭火人员，还第三次组织救护队进入灾区。
2）、隔绝法灭火方面：在封闭火区时必须考虑巷道中的瓦斯聚集时间，防止在建造密闭墙时，发生爆炸事故，必要时可以先建造防爆墙或先建筑临时墙，再建筑密闭墙。必须快速封闭，在封闭过程中，不要急于停风，可以在最后封闭完成前才停风，防止因停风导致瓦斯上升，发生爆炸事故。在封闭时必须设专人密切注意瓦斯浓度及变化，封闭工作必须根据巷道的瓦斯涌出量和供风量计算出封闭时间。对掘进巷道封闭的时间必须遵守下列公式： 封闭时间＝〔（5％-A）/（Q*B）〕*V A —— 巷道回风瓦斯浓度
Q ——
向掘进工作面供风量
B ——
巷道回风瓦斯浓度
V ——
掘进巷道容积 无论是建造临时墙还是永久墙，当掘进巷道封闭后检查、修复等工作必须在24h后进行。
3）、综合法灭火方面：要注意在火区稳定、瓦斯达到无爆炸性时，才能锁风灭火，锁风是关键，如果使用不当，也会导致事故扩大化。如1970年3月7日，抚顺矿务局救护队在处理胜利矿火区时，先将火区封闭，当火区稳定后，执行第二步灭火任务——锁风打开密闭处理时，救护队打开密闭后没有封堵就进行侦察，没有将隐燃余火熄灭掉，就带风接风筒恢复巷道通风，由于事先准备风筒不足，再耽搁了3个小时，导致火区死灰复燃，发生瓦斯爆炸，6名救护队员当场牺牲。4）掘进巷道发生瓦斯燃烧事故，要慎之尤慎，必须设专职人员加强瓦斯测量，当瓦斯浓度小于介质下限时，要加强通风，防止瓦斯浓度达到爆炸界限，当瓦斯浓度大于介质上限时，要控制减少风流，防止瓦斯浓度达到爆炸界限内，同时不得使用震动性的灭火手段，防止扩大事故。最好的方法是利用惰性气体扑灭火灾。
2、对不同地点发生的火灾处理时注意事项
1）掘进工作面迎头火灾处理：平巷独头巷道迎头发生火灾,瓦斯浓度不超过2%时,要在通风的情况下采用直接灭火，注意在灭火时，可以控制供风量，在保证瓦斯不超限的条件下，减少供风量。灭火后,必须仔细清查阴燃火点,防止复燃引起爆炸；如：1983年4月11日，江西省丰城矿务局局直中队和坪湖矿中队在处理31l5掘进工作面火灾的过程中，救护队第一次进入时瓦斯为0.9％，第二次瓦斯为5.7％，第四次进入时瓦斯为8～10％，温度为45度，救护队第五次冒险进入该巷道，洒水灭余火，导致发生了瓦斯爆炸，共计死亡25人，伤l6人。当时救护队在无需要救人的情况下，五次冒险进入独头巷道侦察或灭火。火灾发生在上山独头煤巷迎头,在瓦斯浓度不超过2%时,灭火中要加强通风,加强瓦斯检查，排除瓦斯，如瓦斯浓度超过2%仍在继续上升,要立即把人员撤到安全地点,远距离进行封闭；火灾发生在下山独头煤巷迎头时,在通风的情况下,瓦斯浓度不超过2%,可直接进行灭火。
2）掘进工作面中部火灾处理：火灾发生在平巷独头煤巷的中段时,灭火中必须注意火源以里的瓦斯,严禁用局部通风机风筒把已聚积的瓦斯经过火点排出，如果情况不清应远距离封闭；若火灾发生在上山或下山独头巷道的中段时,不要直接灭火,要在安全地点进行远距离封闭。
3）掘进巷道口火灾处理：掘进巷道口火灾是富氧燃烧，一般不会发生爆炸，但当掘进工作面发生突出事故引起掘进口火灾时，瓦斯大量涌到巷道口，处理不当，有可能导致爆炸事故，应谨慎控制进风巷道的供风量，防止瓦斯爆炸事故发生。
3、处理掘进巷道火灾时对通风的要求
通风是扑灭独头巷道发生火灾的关键。火灾事故处理中，供风大，可导致无法控制火势；供风小，可导致瓦斯聚集，引起瓦斯爆炸事故。我们必须把通风工作放在各项工作的首位。控制风量，在保证瓦斯不能达到临界值内的条件下，控制火区供风。在事故初期一般要在维持局部通风机正常通风或加强通风的情况下,积极灭火，矿山救护队到达现场后,首先要保持独头巷道的通风原状,即停止运转的风机不要随便开启,开动的风机不要盲目停止,进行侦察后再采取措施；上山独头煤巷火灾不管发生在什么地点,如果局部通风机已经停止运转,在无需救人时,严禁进入灭火或侦察,而要立即撤出附近人员,远距离进行封闭。如1967年6月15日，河南省新密矿务局救护队在处理裴沟矿西大巷轨道上山独头巷道的火灾时，1名队员不经小队长同意，也不听大家的劝阻，违背处理独头巷道火灾时要保持通风原状的规定，擅自将已停止运转的局部通风机开动，并带风向掘进头接风筒。在接风简时，轨道上山火源处发生瓦斯爆炸，小队长和这名队员当场遇难，另1名队员重伤。
4、处理掘进巷道瓦斯燃烧事故时注意事项
掘进巷道发生瓦斯燃烧事故，要慎之尤慎，必须设专职人员加强瓦斯测量，当瓦斯浓度小于介质下限时，要加强通风，防止瓦斯浓度达到爆炸界限，当瓦斯浓度大于介质上限时，要控制减少或停止供风以防止瓦斯浓度达到爆炸界限内，同时不得使用震动性的灭火手段，防止扩大事故。最好的方法是利用惰性气体扑灭火灾。
5、处理掘进巷道火灾事故其他注意事项
1〕统一指挥、科学指挥是处理事故的关键，事故发生后，应立即成立救灾指挥部，统一指挥救灾工作，决不能无指挥、多头指挥、盲目指挥、急躁指挥。
2〕现场指挥员要根据现场情况，采取有效方法，按照指挥部的统一部署，落实到位。及时将事故现场的情况及变化反馈到指挥部，为指挥部采取合理的处理方案提供保证，杜绝虚报、谎报、瞒报事故真相。3〕用水灭火时，要设专人随时检测瓦斯及各种气体变化。加强通风，吹散瓦斯和水蒸气，防止瓦斯积聚和水蒸气伤人和水煤气爆炸事故发生。扑灭火灾后，要仔细查找隐燃火点。
硬岩下山巷道快速掘进技术 篇6
关键词：掘进 巷道施工 施工技术
1 概况
平煤股份二矿己一回风下山位于二水平己一采区，地面标高+330～+490，是服务于主要回风巷道，断面净宽为4.6m，净高为3.4m，S毛=14.3m2，S净=13.4m2，岩石以深灰色石灰岩为主，中部为浅灰色铝土泥岩，普氏硬度f=4～8。目前炮眼深度1.6m，属于浅孔钻眼爆破技术，平均每月进度在65m，严重影响采掘接梯。如何通过技术措施，加快回风下山巷道的掘进速度，保证矿井正常采掘接替，是我们面临的主要问题。
2 存在问题分析
影响快速掘进的因素有很多，无论是全自动机械化作业还是全人工原始施工，施工人员是关键因素，因此，在施工前和劳动过程中，加大对工人的技能培训尤为重要，可极大提高工作效率。
经过一段时间的跟班观察统计，发现现有的开拓施工工艺有如下问题：①人员不足。迎头平均有4～5个人，有4台钻。②岩体夹钻。己一回风下山岩体出现夹钻，卡钻现象，钎子不容易拔出来，严重制约了掘进的进度。③眼深偏小。炮眼设计深度1.5～1.6m，实际进尺1.3～1.5m，属于浅孔爆破，统计表明，4台钻同时作业，60多个眼需要90～100分钟。④供风的影响。风压不足严重制约着迎头风钻的数目。⑤掏槽影响。掏槽眼效果不理想。⑥出矸影响。出煤系统和出矸系统为一个系统，出矸时间平均每班有2h，严重制约着掘进的速度。⑦爆破影响。两次装药两次放炮，两次放炮等待装药、放炮、排烟的时间达25min，有时候放炮把炮眼崩塌，处理一次花更长的时间。
3 快速掘进措施
3.1 合理设计爆破参数
炮眼深度是确定掘进循环劳动量和工作组织的主要参数。炮眼加深可使每循环进尺增加，但随着炮眼深度的增加，岩石的夹制作用增加，当岩石条件一定时，其夹制作用强度随着炮孔深度的增加而加大，同时，凿岩速度会明显降低。
根据现场实测数据分析，随炮眼深度的增加，钻眼速度明显下降。对于细砂岩，2.2和2.0m深的炮眼相比，钻眼速度下降了约16.5%;当钻孔深度达到2.4m时，和较浅的钻孔速度相比下降了22.5%。所以通过综合考虑，炮眼设计深度不宜超过2.2m。
通过现场实测分析，不同炮眼深度随着钻头直径的增大，钻眼时间明显增加，对2.2m，2.3m，2.4m的炮眼眼深，以32mm与42mm的钻头相比，钻眼速度下降了12.1%～19.6%。通常，增加掏槽眼和药包直径有利于增加单孔装药量。增大药包直径，有利于加大槽腔抛掷爆破漏斗的深度，更有利于破岩。
3.2 实行多工序平行作业
岩巷掘进采用三八制，两掘一喷。掘进班将钻眼与装矸平行作业。先将迎头矸石耙到距迎头不少于5m的耙斗装岩机前，这样钻眼和装矸就实现了平行作业。每个掘进班剩留约一茬矸石交给下一个班装运，喷浆班在拌料期间装运剩留的矸石，并完成铺道、移耙斗装岩的作业，这样充分利用空间进行作业。
3.3 建设储矸仓
装岩是岩巷掘进劳动量最大的工序之一，是能否实现快速掘进的关键，其作业时间常占掘进循环的一半左右。储矸仓在排矸系统中起到了重要作用，它不仅可以实现快速装岩、联续不间断的装矸石，降低装岩占掘进循环的时间，提高岩巷掘进速度，而且可以省去人工推车，减轻工人的体力劳动。所以我们在胶带机头建立了储矸仓。
3.4 加强设备保养与管理
设备全部实行专人管理、专人维修、专人操作。设备配置足够的易损零部件，以备急用，配件放置在指定位置。
4 经济效益
■
表所列效益额的计算依据说明：
①提高了岩巷月单进水平，每月可增加进尺25m，按岩巷每米单价2650元计算每月可增加6.6万元。
②巷道成型得到了提高，可节约喷浆料等支护成本，按市场价水泥每吨364元、砂子每立方60元，石子每立方86元，速凝剂每吨1430元，雷管每发2.2元，炸药每千克10元计算，每月单头可节约材料消耗4.8万元。
③工效提高后，可节约3-4名作业人员，人工工资按150元每工计算，每月可节省人工工资1.5万元左右。
④年节支总额：12×（6.6+5+1.5）=154.8万元
通过试验研究和实践应用得出结论：改进的“两掘一喷”施工工艺、优化的交叉平行作业劳动组织、爆破参数设计、建设储干仓以及加强设备、设施的保养与维护的综合应用，提高了工效，降低了成本投入，对提升钻爆法岩巷单进水平具有重要作用，具有科学性、实践性，经济效益明显，有较好的推广应用价值。
参考文献：
[1]袁文华，马芹永.煤矿深部岩石力学性能试验分析与硬岩巷道快速掘进方法研究[A].第十一次全国岩石力学与工程学术大会论文集[C].2010（10）.
[2]袁文华，马芹永.煤矿深部岩石力学性能试验分析与硬岩巷道快速掘进方法研究[J].岩石力学与工程学报，2010（05）.
巷道掘进技术发展研究 篇7
富煤、贫油、少气是中国自然资源的基本特点, 自然资源的构成特点决定了中国能源供应中煤炭的核心地位, 煤炭资源在人们的日常生产生活中发挥着举足轻重的作用。近年来, 随着经济发展、社会进步, 煤炭行业的发展也越来越受到重视。中国煤层条件复杂多样, 煤层厚度从零点几米到几十米不等, 为了达到稳产高产的目标, 需开掘大量煤岩巷道, 同时, 巷道掘进作为煤矿生产的重要一环, 掘进技术直接关系到生产能力和生产安全, 因此必须得到充分保证。
1 巷道掘进技术发展
巷道掘进是煤矿生产的一项经常且重要的工作, 采用合理的掘进破岩、装岩和支护技术, 科学管理施工过程中的各个工序, 是煤矿行业高效高产的重要保障。中国煤巷高效掘进主要有三种方式, 现分别介绍如下。
1.1 煤巷综合机械化掘进
煤巷综合机械化掘进, 即悬臂式掘进机与单体锚杆钻机配套作业线, 主要掘进设备为悬臂式掘进机。该方式适用范围广, 是煤矿掘进应用中最常用、最普遍的技术, 在国有重点煤矿中有广泛应用。
煤巷综合机械化掘进由悬臂式掘进机、单体锚杆钻机、转载机、可伸缩带式输送机 (或刮板输送机) 、供电系统及通风除尘设备等设备组成。其中, 悬臂式掘进机是关键设备, 其性能对于掘进效率提升及掘进进尺具有重要作用。
煤巷悬臂式掘进机在中国的研制及应用始于20世纪60年代, 传统的悬臂式掘进机功率较小, 80年代初引进了以AM50型、S-100型掘进机为代表的机型, 并在引进机的基础上研发出了适合中国自身煤炭储藏特点的机械化掘进设备, 推动了中国掘进机技术发展。近年来, 中国开发了以EBJ-120TP为代表的替代机型, 在整体技术性能方面达到了国际先进水平。中国研制的新一代掘进机具有设计合理、结构紧凑、工作稳定、产能高、破岩能力强、适应性好、可靠性高、具有工矿检测和故障诊断功能等特点。
悬臂式掘进机在中国煤矿中已普遍应用, 为煤矿稳定高产发挥了重要作用。但因是单巷掘进, 且采用单体锚杆进行锚杆支护, 导致掘进和支护不能平行作业, 从而制约掘进速度的进一步提高。
1.2 大断面煤巷连续采煤机高效掘进
连续采煤机是一种综合机械化掘采设备, 其集落煤、装运及行走为一体, 具有较大截割宽度、采煤速度快、装煤效果好、生产能力高等特点。与悬臂式掘进机单巷掘进不同, 连续采煤机广泛应用于矩形断面的双巷、多巷掘进及短壁开采, 已发展成为现代矿井高产高效的重要设备。
连续采煤机的引进始于20世纪80年代, 经历了单机和成套设备引进两个阶段。按照掘进工作面设备配置的运输方式不同, 连续采煤机可大致分为间断式运输方式及连续运输方式两种。前者工作面配置为连续采煤机、运煤车或梭车、给料破碎机、锚杆钻车、铲车及胶带输送机;后者工作面配置为连续采煤机、锚杆钻车、连续运输系统、铲车及胶带输送机。连续采煤机作为现代高科技设备, 其应用可以大幅提高煤矿行业的生产效率, 减少人力物力成本, 提高企业利润。
1.3 掘锚一体化掘进机
受中国煤矿生产力、地质条件等因素的限制, 锚杆支护方式大多采用气动支腿式锚杆钻机, 因而必须实行掘锚交替作业, 这种方式效率低、劳动强度大、作业危险。有机结合锚杆支护与煤炭掘进技术, 实现掘锚一体化将是未来巷道掘进的发展趋势。
掘锚一体化技术的实质是将采掘机或掘进机组与支护设备结合起来操作的成巷掘进技术, 其关键技术是通过一体化设备实行掘进与打锚杆同时平行作业, 要求一体化设备不但能够完成钻煤、切割、装煤工序, 还能够具备钻孔、安装锚杆等功能, 可实现切割后直接锚杆支护, 不必倒车, 因而相关人员及设备上需要消耗的资源较少, 且在变化多样的巷道条件下, 一体化掘进对巷道的适应能力更强, 掘进效率大幅提升。
2 巷道掘进技术影响因素
巷道掘进是一个系统工程, 受到人、技术装备、安全管理及环境等诸多因素的影响, 先简要归纳分析巷道掘进技术影响因素如下。
2.1 煤矿巷道地质条件
煤矿巷道地质条件是影响巷道掘进技术应用的主要因素, 良好的地质条件是掘进技术及设备能够应用的前提, 复杂苛刻的地质条件会严重影响掘进效率及工作进度。
2.2 施工机械设备
现代技术的发展已使掘进机的效率和质量稳步提升, 但设备性能、自动化程度对掘进技术的影响不容忽视。此外, 实际巷道施工过程中对设备的选择及应用将直接影响巷道掘进效率。
2.3 施工人员素质
无论是人工施工作业还是高度的机械自动化作业, 人员都是关键因素, 施工人员的劳动技能、教育程度、专业知识、安全意识等都对巷道掘进整个过程产生重大影响, 因此掘进施工前应进行必要的培训, 保证掌握流程、规范、设备;掘进施工中, 应保证分工明确、配合密切、按规范高效操作。
2.4 施工管理
在巷道掘进施工组织中, 管理者的组织管理能力及技术水平对于煤矿高产高效开采尤为重要。倘若施工设计不合理、组织不完善、管理不到位、制度不贯彻、监督不落实, 将不仅影响巷道掘进技术的应用效果及项目进度, 也势必带来安全隐患。
3 巷道掘进技术发展趋势
中国虽然是煤炭储量大国, 但是煤炭资源有限, 面对经济的飞速发展及人口快速增长, 如何实现煤矿的安全、高效开采已成为当前亟待解决的问题。对于巷道掘进技术未来的发展趋势简要分析如下。
3.1 改进创新传统综合机械化掘进技术
煤炭开采中应用最广泛、最普遍的是综合机械化掘进技术, 针对悬臂式掘进机的改进措施, 可考虑在元部件的设计上提高设备的可靠性、通过自动控制技术来改进机器的适应性、采用企业创新体制转型等策略来提高市场应变性。
3.2 推广新型连续采煤机掘进技术
连续采煤机掘进技术具有出煤速度快、操作性强、安全性高等优点, 在国外已发展成熟, 但在中国并未得到普遍推广应用, 要实现煤炭掘进技术突破新的发展, 须大力推广新型连续采煤机掘进技术。
3.3 提高掘进机的稳定性及适用性
高效作业离不开稳定可靠的设备支持, 因此, 必须结合实践应用中遇到的具体问题, 改进掘进机组成构件及传动方式, 提升其工作稳定性及对不同地质环境的适应能力。
3.4 发展掘锚一体化掘进技术及设备
被誉为煤巷掘进技术的又一次革命的掘锚一体化技术, 已在实际应用中体现出了其掘进效率高、支护效果优、适用范围广等优点, 并引发世界各国开采界的关注。据统计, 掘锚一体化施工技术相对传统技术可提速70%左右。因此, 发展应用掘锚一体化掘进技术和设备将是中国煤矿巷道高效掘进技术发展的重要方向, 也是中国煤矿行业产量及效率提升的重要保障。
3.5 发展高效掘进配套技术
巷道掘进技术和设备的配套技术如故障诊断技术、自动化控制技术、信息传输技术、自动截割轮廓成型技术、配套除尘技术、断面监视技术等, 也将是今后煤矿行业大力研究发展的技术方向。
4 结语
煤矿开采中, 巷道掘进是主要环节, 从对巷道掘进技术的发展探讨可以看出, 中国煤炭巷道掘进技术已取得了很大的进步且发展形势良好, 但同时中国煤炭生产过程中仍有一些问题, 因此必须开展高效巷道掘进技术及配套技术的研究及应用, 切实提高中国巷道掘进作业效率及质量, 推动中国煤矿行业生产技术不断发展。
摘要：为了高效安全地生产更多煤矿资源, 研究开采技术尤为重要。巷道掘进作为煤矿开采的重要环节, 分析了其相关技术的发展, 探讨了影响因素并指出未来高效巷道掘进技术的发展趋势。
掘进巷道中腰线标定方法 篇8
1 采用倾斜仪牵线法 (要求精度不高的巷道)
在巷道一侧尽量避开吊挂风筒一侧, 选择一处巷道一帮平滑无凸凹的部分, 并且还要有测量点的位置, 假设若在此点已知点的标高为H, 巷道全高h, 则巷道底板标高为H-h, 设计腰线为轨道面以上1.5m时, 应选择底板标高加1.5m (加上轨面高度) , 在此点处拴上线绳, 做为腰线的起始点, 用倾斜仪量取所要标定的倾角度数, 一个人拉长线绳, 另一个人用矿灯光束垂直照准线绳投影到巷道帮上, 用刷子沾上油漆先点上几处小点, 然后沿着巷道方向连成一条线, 即为腰线。
2 用经纬仪在中心线上标腰线
2.1 采用经纬仪标腰线
在已知的中心点架好经纬仪, 量取仪上高i, 按设计腰线的坡度用盘左读取倾角δ1, 在前进方向上, 指挥由远及近, 标定出至少三条垂线, 并且做好标记, 用倒镜盘右再读取倾角δ2, 取1/2 (δ1+δ2) 的平均值, 再指挥前视标定人员由远及近在三个标记点上向左右移动三条垂线标记, 重新校定三条垂线上的腰线标记, 最后按设计要求的腰高度a (应考虑是从巷道底板还是从轨面算起) , 先求出架仪器点的底板标高, 看已知点标高H-i是否与在此架仪器站的腰线点标高H1相符合, 若差一个数值b, 则应再次在已标定完的三处垂线的标记上往上或往下量取b值, 做好标记, 此三点连线即为腰线, 一定记住量好的各点到顶板的高度做为以后检核校对的数据。
三条腰线的垂线中间距离最好大于10m。
巷道施工长度在30m以上时将3#、1#与导线点连测, 求出3#、1#点的腰线坡度进行校对。如图1。
2.2 在激光仪下用经纬仪标腰线
在巷道已有的中心上固定好激光仪, 调整好激光束照准巷道前进的方向, 在已知导线点上连测激光镜头发出光束中心的标高, 设标高H为此处底板标高 (在前一站测量时须要将此处标高求出) , 并将经纬仪移至激光仪下, 按设计的坡度读数正倒镜位经纬仪天顶距读数, 取平均值, 指挥前视人依次由远及近钉好三个欲设腰线的点1、2、3号, 指挥前视人标好记号, 依据设计腰线与底板的高度, 利用激光束镜头中心的标高调整腰线高度, 再求出经纬仪标坡度与激光束平行标坡度的差值b:b=H1-i-H, 将激光束照准点依次向上或向下移一个b值, 使激光束标定的方向与经纬仪标定的方向坡度相一致。记录移动b值以后在垂线上的注记与巷道顶板的距离长度做为检核点是否移动的依据。移动b值后的标记点要与设计要求、巷道底板 (或轨面) 的腰线高度值相比较, 从而确定准确的与设计坡度相一致的腰线高度 (也可以上下移动激光仪及三个垂线点调整标准的腰线坡度) 。如图2。
2.3 利用经纬仪在中心点下向巷道两帮返腰线 (多用于精度要求高的长距离钢丝绳皮带机标腰线)
第一步, 在标定腰线的已知点A号点下按经纬仪读取天顶距正、倒镜倾角, 取平均值标定一段距离, 在中心线下设为B点, 经纬仪在A读取水平角数值加90度垂直于中心线方向, 向巷道一侧投点A′, 转180度倒镜向另一侧投点为A″点, 量取经纬仪垂直度盘中心到底板高度h1, 按照设计腰线高度, 计算出腰线高度h, 计算出腰线高度h-h1 (或△h=h1-h值的差值) , 分别在A′和A″用钢卷尺向下或向上量取一定长度a′、a″, 最终确定腰线高度h值。同时由A向B点正、倒倾角, 标定出前视B点的腰线基点, 并量取由顶板到基点垂直长度, 做为下站检查用。
巷道过断层掘进对策分析 篇9
关键词：巷道掘进,过断层,掘进对策
0 引言
在煤矿井下巷道掘进过程中, 断层一直是最为常见的几种地质构造形式, 依据有关生产调查统计, 因过断层而引发的各类事故一直高居矿山事故前列。特别是近年来随着中国能源需求的不断增大和浅层煤炭资源的日益殆尽, 煤矿开采深度不断加大, 开采地质条件也相应越发复杂, 井下巷道掘进中遭遇断层的几率也不断增多, 为井下生产的顺利进行造成了严重威胁。因此, 如何选择科学、合理的过断层方法就成为了能否实现断层巷道快速、安全掘进的关键所在。同时, 有效的过断层掘进技术在有效保障施工人员人身安全的同时对于提升巷道掘进效率, 延长工作面走向, 增加煤层可采储量也有着积极意义[1]。
1 断层出现的原因及影响
1.1 断层形成原因分析
断层作为地质构造中最为常见、发育最广泛的构造形式, 对于煤岩层的完整与连续有着严重威胁。一般而言, 断层的产生是在地壳运动产生的作用力影响下引起的, 当该作用力大过煤岩层自身应有的强度就会导致煤岩层发生裂错, 随后随着裂错不断发展, 就会出现破裂面, 而破裂面两盘在相互运动时, 若上盘下降且下盘上升就形成了正断层;若上盘上升而下盘下降就形成了逆断层;若破裂面位水平走向, 当两盘相互移动时就会形成平推断层[2]。
1.2 断层对矿山生产的影响
a) 断层对巷道掘进量的影响。在井下巷道掘进中, 断层的出现多会导致掘进工作严重受阻。要对断层发育状况进行辨识, 工作人员必须停止掘进工作而进行断层探测。如此便不可避免地会导致巷道掘进速度的降低, 从而降低掘进效率, 提升掘进成本, 严重的则会使得采掘正常交替受到影响, 从而直接影响矿井经济效益;
b) 断层对生产安全的影响。由断层发育而形成的煤岩破碎带不仅是瓦斯及地下水流通的天然通道, 更是瓦斯与地下水的存储仓库。因此, 在巷道掘进时若遭遇断层, 瓦斯突出及透水事故的发生概率会大幅提升, 从而对掘进工作的正常开展及工作人员安全造成严重威胁。此外, 断层发育引起的巷道局部顶板破碎, 也会大幅提升巷道顶板管理的难度, 导致冒顶事故频发, 威胁生产安全[3]。
1.3 断层出现的征兆
巷道掘进施工遭遇断层前, 多会伴随一定的征兆, 大致可归纳为以下几点:a) 煤层及巷道顶底板呈现出显著的节理化现象, 且越靠近断层节理化程度越严重;b) 煤层顶底板标高出现突然性变化, 特别是同一煤层的煤巷中煤层顶底板在较短距离内存在骤变;c) 煤体强度显著下降, 煤层破碎性增加, 滑面增多;d) 煤层产状变化明显, 断层附近存在牵引褶皱或褶曲[4]。
2 巷道掘进过断层的方法
巷道掘进过断层方法的选择上不仅要充分考量巷道顶底板条件、围岩特性, 还要考量掘进机、运输机等设备的衔接性, 从而确保通过断层时掘进工作的有效开展。常见的过断层方法可分为导硐、卧底、挑顶及挑顶卧底四种形式, 具体选择时可遵循下述几种方法:
a) 当断层落差在35 m以上时, 则需采区绕行等预处理方法;
b) 当断层落差介于15 m~35 m时, 可采用导硐注浆方式通过。即先借助小断面通过断层, 然后在巷道一定间距内依照断面设计的轮廓合理布设注浆钻孔, 从而增强巷道围岩的完整性, 提升其强度, 随后在施工至断层破裂面10 m左右时安设混凝土止浆泵向掘进迎头前方10 m实施封闭喷浆作业并360°布设注浆孔, 待加固后即可直接掘进通过断层;
c) 当断层落差小于15 m时, 可依据煤层厚度、围岩特性等条件选择过断层方法。当断层破裂面致使煤层出现上移时, 可选择后退式挑顶法过断层, 从而使巷道顶板同断层下盘煤层相连;当断层导致煤层下移时, 则可选择后退式卧底法使巷道顶板同上盘煤层相连。
3 巷道掘进过断层的技术措施
3.1 前期准备阶段的技术措施
a) 依据断层情况由相应技术部门或人员 (诸如生产科、技术部等) 制定符合实际情况的针对性过断层方案, 将其发放至相应施工单位, 并对执行情况进行严格监督;
b) 在距离断层预计位置相距20 m左右时, 采取边掘边探的方法进行作业, 依据断层前期产状对断层落差真实情况进行预判, 并将收集的有关防突钻孔的各类数据资料进行整理后移交至生产技术部门, 由其对断层真实情况进行精准判断;
c) 掘进中若发现断层厚度出现异常改变, 应立即停止掘进作业, 进行钻探作业, 对瓦斯及地下水情况进行探明, 并针对性地制定相应掘进应对措施;
d) 在巷道掘进施工前先开展卸压孔与探孔作业, 并指派专人对钻孔验收单上的见岩等情况进行详实记录, 并对岩石特性进行简要说明后上报至防突部门与通风部门;
e) 预测钻孔的挖设必须严格遵守巷道煤层倾角有关要求, 施工必须传过岩层后再进入另一盘的煤层, 同时对另一盘煤层瓦斯存储状况进行预测;
f) 在钻探作业中, 钻孔若发生涌水现象, 则应立即对出水钻探深度进行详实记录, 并立即将涌水情况向相关技术部门进行汇报;
g) 在钻探作业时若发生顶钻或喷孔等异常现象, 应立即将上述情况上报至通风调度部门。而通风部门应立即排出专业技术人员赴现场进行确认, 若情况属实, 则应立即停止钻探作业, 转而进行卸压作业。
3.2 掘进施工阶段的技术措施
a) 巷道掘进在断层面进行施工作业时, 必须严格遵守“边探边掘”的施工原则。在钻探时, 每次探测都应超前掘进工作面2 m以上进行, 若探测煤层厚度超过2 m, 则应先停止掘进作业, 实施钻孔卸压作业。当探测到断层距离掘进工作面不足5 m时, 则应停止所有钻孔作业, 实施相应的过断层措施;
b) 断层落差超过煤厚一半厚度而低于煤层1倍厚度, 则应先在本盘煤层顶板0.5 m处向另一盘煤层钻设8个深度20 m的卸压钻孔, 随后依据断层煤厚挖设另一组钻孔, 确保其能控制到断层面之后5 m~10 m的煤岩层, 钻孔间距为2 m~2.5 m, 每排钻孔数量以3个~4个为佳;
c) 断层落差超过煤层1倍厚度, 则在进行钻孔卸压作业时应依据施工倾角的改变进行。通常而言, 卸压钻孔应选择距离断层面3 m以上的位置进行作业, 并依据浅探钻孔探明的具体情况来确定应钻设的卸压钻孔数量;
d) 断层落差不超过煤层一半的厚度, 则可直接分两排直接钻设20 m深的卸压钻孔16个, 若在进行二次预测时仍存在超标现象, 则再次重复上述操作;
e) 卸压钻孔作业时, 应先对断层周边煤层厚度进行探测, 若煤层厚度超过正常厚度的一半, 则应多设置一排卸压钻孔;
f) 卸压钻孔作业施工时, 若出现顶钻或喷孔现象, 则应以该钻孔为核心在周边多钻设数个钻孔, 直至异常现象消失为止;
g) 若掘进工作面前方断层地质条件过于繁复而难以准确判定时, 则可直接钻设20 m深的卸压钻孔6个, 向前掘进7 m进行边探边掘[5]。
4 结语
在巷道掘进过断层施工作业中, 断层对巷道掘进的影响多方面的。因此, 作为一名合格的矿山管理工作者, 必须从技术、管理及员工素质多方面着手, 全面强化对掘进施工的现场管理和技术规范, 增强施工的实时监督, 从而自根本上确保巷道过断层掘进作业的高质、高效进行, 实现矿山生产安全与经济效益的双赢。
参考文献
[1]王平.掘进巷道过断层综合技术措施研究[J].机电信息, 2011 (33) :130-131.
[2]申家志.巷道掘进过断层方法及技术措施研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014 (9) :129-130.
[3]徐苏翔.煤矿掘进巷道过断层技术探讨[J].能源技术与管理, 2014 (6) :70-71.
[4]孙启生.浅谈断层对巷道掘进的影响及对策[J].煤炭技术, 2003 (12) :38.
如何提高煤矿巷道掘进效率 篇10
(一) 施工地段的地质条件
施工地段煤岩的硬度、褶曲构造、围岩节理与劈理的发育情况、顶底板的稳定度以及瓦斯等因素直接影响着巷道掘进效率。比如, 煤岩硬度较大, 导致矿井巷道难以开采, 其顶板条件稳定性较高, 支护条件较好, 从而在掘进前临时支护即可, 挖掘后再实施永久支护, 将掘进与支护同时开展, 有效提高掘进机的工作效率。又比如, 瓦斯长期以来都是煤矿开采过程中的“炸弹”, 一旦施工地段到达了煤层或地质构造复杂的区域时, 瓦斯就会不断涌出, 从而巷道瓦斯弥漫。所以, 为了确保巷道掘进安全进行, 就需要减少工作面, 采用设施降低回风风流中的瓦斯浓度, 这样不仅加大了施工成本, 而且也影响了工程施工进程。
(二) 掘进设备的装备水平
随着我国经济的快速发展, 科技水平不断提升, 关于巷道掘进的设备也发生了质的提升, 然而我国的掘进设备技术含量与欧美发达国家依然差距较大, 其设备的性能及自动化明显滞后。例如美国与日本使用的连续采煤机与掘锚机组, 巷道能够达到快捷掘进, 不仅设备的开采量大, 而且掘进效率高, 这类设备已经广泛运用于欧美国家。从此可知, 不断提升掘进设施的性能及自动化, 达到采掘的平衡发展, 是提高开采效率的关键手段。
(三) 各生产工序的施工工艺
由于当前我国巷道掘进设施较为滞后, 从而造成了施工技术落后的局面。比如, 我国普遍使用单机锚杆钻机作为支护设施, 而锚杆的装配主要是人工作业, 这在一定程度上降低了施工效率。根据有关调查分析得知, 在巷道掘进工程中, 巷道支护时间一般占总工程施工时间的68%左右, 由此可知, 将掘进工作与支护工作紧密联系是提高掘进效率的主要措施。此外, 掘进设施的维护时间较短, 从而造成了设备故障时常发生, 这也是造成工程施工工序时常间断, 延误工程掘进进程的主要因素。
(四) 组织管理
煤炭企业管理人员对施工缺乏科学管理, 追求开采效率, 而忽视了工程建设的安全及质量监管, 不定期排除安全隐患, 极易出现煤矿安全事故, 不仅延误了工程开采进度, 而且造成了惨重的人员伤亡及经济损失。
二、提高巷道掘进效率的对策
(一) 技术方面
1、爆破方面
提高爆破技术, 促进巷道成型。采用光面爆破技术, 使用炸药合理控制爆破。运用此技术能够减少由于巷道爆破引起的裂隙, 保证围岩的整体性, 提高围岩的稳定性及承载能力, 有助于提高巷道施工的安全性。另外这种爆破技术广泛运用于各种井巷掘进过程中, 在各种实践过程中光面爆破技术展示了它掘进技术效率、耗材较少、安全性高的优势, 再加上使用该爆破技术能够加快掘进进度, 从而有效提高立刻巷道掘进效率。
2、支护方面
科学挑选、增强质量。通过长期的发展, 锚喷支护技术已经广泛运用于矿井施工过程中。锚喷支护的设计先要准确测量到各种层位松动圈的范围, 掌握不同围岩的稳定期, 验证出围岩的基本力学特征。有效掌握围岩工程稳定特性, 根据围岩性质、巷道层次、受压情况以及使用期限, 计算出最合理的支护参数。采用强度高的锚杆, 并增加锚固的长度, 从而进一步加大岩体强度, 提高承载能力。
(二) 施工人员方面
在巷道掘进施工前及施工过程中, 要注重对施工人员技术培训, 要求每一个施工人员牢固掌握施工技术, 从而确保施工顺利开展。对班长的管理水平进行教育培训, 增强其在施工过程中的指挥能力、组织能力以及专业技能。
(三) 管理方面
建立健全煤矿工程管理机制, 逐渐细化及落实各项管理规定, 从而确保巷道施工及施工组织顺利开展, 提升作业效率, 减少不必要的经济损失, 加强施工质量的同时确保施工安全进行。
另外, 科学合理地安排施工, 尽可能地将重点工序与辅助工序平行交叉进行, 并配置不同资质及专业技能的人员, 这些都需要组织人员从全局出发, 科学安排, 重点强调正规循环施工, 从而提高巷道掘进效率, 减低施工成本。需要从如下几方面着手来提高巷道掘进效率:明确每道工序的准确时间及循环时间, 避免出现重复施工, 从而延长施工进度;多道工序平行合理的施工;科学选择施工方案及循环方式;确定合理的循环进尺。同时运用正确的组织方案, 配齐施工人员, 分工合理, 明确责任, 使得每道工序紧密结合。
(四) 施工机械方面
掘进机是煤矿巷道掘进的重点设施, 所以, 选取符合巷道掘进施工要求的掘进机并能够长时间连续运作, 这是提高巷道掘进的关键对策。对于掘进机的液压、电气及元件的挑选必须严格谨慎, 注重产品质量, 对于国内产品难以满足其需求的掘进机关键器件最好采用国外先进产品。在齿轮传动装置和机械连接装置方面, 尽可能不采用串联方式, 以及使用独立部件、组件。在有条件的环境下采取嵌装式的结构替代螺栓组式的结构, 使用模块组装的方式, 这样不仅简化结构, 又为机械的拆装检修提供了便利, 而且又能增强设备的安全性能, 从而达到最设备长时间运作, 维修便捷及安全性能高。
总之, 为了提高矿井巷道掘进效率, 合理规划巷道施工的时间和空间, 将作业平行交叉进行, 实现各工序间的密切结合, 顺利地完成施工任务。加强机械自动化, 减轻人工劳动强度, 降低材料成本, 更增加了安全性。增强管理人员的管理能力及专业技能, 科学组织施工和管理, 合理调配人员及设备, 发挥创新能力加强地质勘探技术的研究, 深入探索, 注重实践, 充分激发广大施工人员的工作热情, 克服困难, 从各方面提高巷道掘进工作效率。
参考文献
[1]李晓勇.开拓巷道掘进速度的影响因素及对策[J].中国新技术新产品, 2012 (02) :215-219.
[2]程敏, 范志胜.论巷道快速掘进的影响因素及其技术措施[J].现代商贸工业, 2010 (07) :45-50.
煤矿掘进巷道过断层技术问题研究 篇11
【关键词】沿煤层底板掘进；过断层；安全生产
1.断层对掘进施工的影响
1.1支护困难
当巷道掘进施工遇到不同程度的困难的时候，特别是对于煤巷的掘进工作面遇到有比较难过的断层时，这样会对工作面有很大影响，最终使得工作面的掘进方向发生很大的偏移，这时候必须对工作面的上山进行追煤掘进。众所周知，锚杆支护是一种相对木支护的主动支护，它是煤矿用于巷道支护的最有效的方式之一，在煤矿中得到广泛的使用，锚杆支护的主要作用有利用悬吊理论，将直接顶较为软弱的岩层能够悬挂在相对坚硬的基本顶上，这样能够使得更加稳定坚硬，锚杆顶部用锚固剂锚固好，增强下面软弱岩层的稳定性，从而起到有效的支护作用。如果上部岩层的基本顶破碎，这样会使得悬吊理论失效，同时失去锚杆支护的作用，不能够起到很好的支护作用。巷道顶部得不到安全有效的支护。
1.2影响施工进度及安全
沿掘进施工方向断层造成煤层下移时，必须以下山角度破岩施工追煤掘进。巷道底部容易存在积水，造成底部钻孔易进水，爆破装药困难，爆破效果差，严重影响施工进度。另外，由于底部钻孔易进水，固定刮板输送机尾部的地锚锚固效果变差，容易抬甚至被拉翻，不利于施工安全。
2.案例分析
某煤矿东翼运输大巷北邻东翼轨道大巷，顶板为细砂岩、中細砂岩，胶结较好，比较坚硬；底板为灰白色中粗粒砂岩，较坚硬；煤层以暗煤为主，具镜煤及亮煤，沥青光泽，棱角状-贝壳状断口，条带结构，层状构造，水平层理，外生裂隙发育，密度大，质硬，煤层上部含暗煤成分多，中下部则以亮煤成分居多。巷道掘进至450m位置时，遇到一处正断层，断层落差2.2m，倾角70°，断层面与掘进巷道斜交30°。
2.1断层形成及特点
断层的形成，主要是因为当岩石受力超过其承受力时，产生破裂，形成微隙，当许多微隙连在一起时，就形成一个断面层。断面层两侧会产生滑动，根据滑动的方向，断层可分为正断层和逆断层。正断层：即断层面上盘相对下盘沿断层面向下滑动的断层。特点：产状较陡，通常在45°以上，而以60°左右较为常见。逆断层：即断层面上盘相对下盘沿断层面向上滑动的断层。特点：产状一般较缓，大多45°。
2.2断层揭露及过断层方案
东翼运输大巷沿煤层底板掘进，煤层倾角较小，煤层底板为细砂岩，岩石硬度 7.5。巷道施工断面为矩形，掘进宽4.7m、高3.1m。掘进迎头遇一处正断层，断层落差2.4m，倾角70°。根据断层情况，提出如下两种过断层方案：
方案1：退后10m从变坡点处按0腰线破岩掘进，即后退卧底法，以保证运输大巷皮带安装及正常使用，确保巷道不留积水，整体为下山巷道。
方案2：从断层面退后5m挑顶按8°上山掘进，直到遇到煤层底板时再沿煤层底板掘进，即后退挑顶法。
2.3方案的比较与选择
通过沿巷道掘进方向用钻机打探钻及无线电波透视探测技术，确定掘进前方岩石长约40m。
2.3.1方案1优点与缺点
优点：保证巷道整体平直，无起伏，无积水，不需要在巷道中间施工水仓。缺点：退后卧底时，底板岩石较硬，向前掘进破岩较多且破岩掘进距离较长，只有用炮掘代替综掘，用综掘机出渣（矿方无岩巷扒装机等设备）影响出渣速度，从而影响掘进速度，进而影响整个矿井的采掘生产接续计划。
2.3.2方案2优点与缺点
优点：破岩掘进距离较短，影响掘进单进水平的时间较短；雷管、炸药的使用量较少，便于对爆炸材料管理；不需要安装岩巷扒装机等设备。缺点：需要在大巷变坡点处施工临时水仓并安装排水泵；挑顶预计用时8h，影响掘进速度。
2.4方案选择原则
后退卧底法：沿掘进施工方向，断层造成煤层下移时，采取后退卧底法过断层，待卧底掘至断层面时，巷道顶部将恰好达到断层面上盘煤层顶板，锚杆支护用于煤层顶板，从而使锚杆起到应有的支护作用。有效可靠地支护。该方法适合于断层面造成掘进施工方向上的煤层下移时。当卧底至断层面时，巷道的顶部刚好到达断层面的上盘的煤层顶板，可使用锚杆支护顶板，保证支护的稳定之后，便可继续向前掘进。该方法也可用于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候。
后退挑顶法：沿掘进施工方向断层造成煤层上移时，待挑顶掘至断层面时，下盘煤层顶板，继续向前掘进时，锚杆支护用于煤层顶板。从而使锚杆起到应有的支护作用，使断层面附近顶板得以有效可靠地支护。这种方法适合于当断层面造成掘进施工方向上的煤层上移的时候。当挑顶至断层面的时候，巷道的顶部刚好到达断层面下盘的煤层顶板。使用锚杆支护顶板，保证支护的稳定之后，便可继续向前掘进。
2.5方案的确定
根据东翼运输大巷所遇断层实际情况，通过对后退卧底法和后退挑顶法2个方案优缺点进行比较，最终确定采用方案2（后退挑顶法）作为巷道过断层的方案。
2.6效果分析
通过实际施工，在巷道下半部采用震动炮破岩，综掘机装岩出矸，放炮时采用“多打眼，少装药”，减少每孔的装药量，降低因放炮对断层带附近破碎顶板的震动；巷道上半部使用综掘机切割成巷。使用该方法掘进10m后便可沿煤层底板掘进，使用该方案比方案1节省1个月的时间，减少了购买岩巷扒装机的费用，保证了掘进速度，从而保证了矿井的生产接续。
3.提高煤巷掘进进尺
3.1选好转载运输系统
根据综掘机械化作业线主要类型有以下4种：一是掘进机+梭车的作业线；二是掘进机+刮板输送机的作业线；三是掘进机+胶带输送机的作业线；四是掘进机+矿车的作业线。前两种用胶带输送机时运输能力大。而用刮板输送机时变化大、长度较短的条件，两种输送机各有优缺点，要根据实际情况仔细分析论证，不能盲目选用。后两种矿车使用在小型矿井或在输送机运煤系建成之前。连续运输同样要根据实际情况，科学论证，要重视决策的重要性。
3.2炮掘进尺
我国目前煤巷及半煤岩巷仍多数使用钻眼爆破掘进法。正是由于这种掘进技术前期见效快，技术含量又不高，具体的操作工人又较容易掌握，所以，在许多煤矿比较受欢迎。因此，如何有效提高炮掘进尺是实现高产高效矿井一项值得重视和研究的技术，具有进一步推广的价值。要在钻眼爆破的设备和器材上有所保障，目前为减少钻眼产生的煤尘，应提高工人的精神状态，对提高效率和减少人的不安全行为也有益处。就这样可以提高工作效率。由于煤软，尽量不浪费物资和做不必要的运煤。还应当采用保边爆破，使用雷管一次放炮。这样就可以在钻跟爆破这个环节上节省时间，提高工效。
4.结论
通过综合考虑断层的性质、落差大小及矿井接续安排，采用后退挑顶法处理断层，顺利通过了断层段的施工，确保了施工期间围岩的稳定性和施工安全，加快了掘进速度，从而保证了矿井的生产接续。实践证明，在巷道遇断层时，采用后退挑顶法通过断层，成本低、支护效果好，而且施工工艺简单，不失为一种简易且行之有效的方法。 [科]
【参考文献】
浅析巷道快速掘进影响因素 篇12
1 影响因素分析
巷道掘进是一个系统工程,影响因素较多,该系统中包含人(施工者和管理者)、技术装备、生产技术以及管理、安全、技术革新的影响等诸多因素所构成的综合复杂体系。下面就制约巷道快速掘进诸因素进行探讨分析。
1.1 人的因素
1.1.1 施工人员的素质培养
1)劳动者的素质。劳动者的素质主要包括受教育程度、技术熟练程度、劳动者的生产积极性、安全教育等方面。影响地下矿山井巷掘进的因素很多,如操作人员没有按照规程作业,操作人员文化水平比较低,对生产工艺不熟悉,对生产设备的性能了解不够,操作不熟练等等。因此,在施工前和劳动过程中,加大对工人的技能培训尤为重要,劳动者的劳动技能获得改善,可极大提高工作效率。在新工艺施工前,要对职工进行技术培训,使工人尽快掌握每一道工序及要求,这样才能保证此施工工艺顺利进行。在掘进施工中,在人员配备上做到工种齐全、分工明确、密切配合,各工程衔接紧密,有效地利用工时,提高工效、提高工人素质,培养出尽可能多的多面手,只有这样才能使其掘进效率保持较高的水平。2)管理者的能力。管理者,特别是基层直接管理者的技术水平、组织能力、管理能力、培训能力等方面在施工组织中尤为重要。施工过程中,作业规程编制及技术交底质量差;安全规程不完善,现场管理不到位或制定的管理制度未认真贯彻;技术人员业务素质低,巷道掘进设计不合理,生产工艺不完善,支护设计不合理等都会给生产造成隐患,从而影响施工的顺利进行。
1.1.2 管理组织形式
1)基本管理制度。健全和坚持以岗位责任制为中心的各项管理制度,是安全技术措施、施工设备和施工组织得以顺利实施的保证,是加快施工速度、降低生产成本、保证施工质量和安全的基础。2)合理的施工方法。对于巷道掘进,采取一次性开挖成型或多次开挖成型方式相结合,根据所掘巷道围岩特点具体选定,并根据围岩情况进行超前支护或初期支护,必要地段加强支护,以保证安全。在巷道施工支护过程中,要不断改善施工工艺,如采用湿喷工艺、发挥围岩自承能力的锚杆支护等,既减少工人劳动强度,又改善施工环境。3)科学的施工组织。科学的施工组织要求做到以下几点:a.确定每个工序作业时间和循环时间,尽量压缩关键线路上关键工序外时间;b.多工序平行作业;c.编制合理高效的循环图表,优化劳动组织;d.合理选择施工作业方式和循环方式;e.确定合理的循环进尺。
1.2 施工机械设备及生产技术因素
1.2.1 机械设备
1)钻眼。当前巷道掘进普遍使用的仍是气腿凿岩机,由于气腿凿岩机输出功率小,钻速低,所钻炮孔深度浅,要想提高工作面钻孔速度,就得多机作业,但掘进工效仍无法提高。我县煤矿凿岩机大部分还处在第一、第二代水平,即气腿凿岩机或半液压凿岩台车水平。经过近年来不断研究,又新出现一种全断面掘进机。从技术角度出发,全断面掘进机已能在任何岩石中钻进。由于全断面掘进机掘进速度快,成本低,工效高,巷道掘进质量好,又安全可靠,所以其势必将取代其他凿岩设备。2)装运。装岩工序在平巷掘进中占整个循环时间的30%~50%,当前已基本实现机械化作业。从近年来到现在,煤矿工程施工中装运机械共进行了四个阶段的更新,在装岩上总的趋势是从效率低的装载设备为主的间断出碴设备配套,向高效率连续出碴设备配套发展,即采用连续作业的蟹爪式或立爪式装载机与皮带转载机和矿车配套,或采用无轨铲运机出碴或与大吨位自卸汽车配套出碴,其可把掘进工效提高1倍~2倍,采准时间缩短75%~80%。
1.2.2 生产技术